锚杆支护技术规范参考Word.docx

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锚杆支护技术规范

一、总则

1、为使巷道锚杆支护工程的设计符合技术先进、经济合理、安全可靠、确保施工质量的要求，促进锚杆支护技术健康发展，特制定本规范。

2、锚杆支护的设计与施工，必须详细地收集有关地质资料，积极采用新技术、新工艺和新材料，按照地质力学评估——初始设计——监测与信息反馈——修改设计四项原则，因地制宜，正确有效地加固围岩，充分发挥围岩的自承能力。

3、使用锚杆支护单位的有关人员（管理人员、工程技术人员及操作人员）必须进行技术培训。

4、对压力大、顶板破碎的巷道，不但要使用高强度锚杆支护，还必须加打锚索加强支护。

5、锚杆支护巷道必须进行安全监测，内容包括顶板离层、两帮移近量，顶板下沉量及下沉速度。

6、对永久巷道进行锚杆支护设计时，要进行基础数据收集和试验工作，并将修改后的设计图纸及作业规程送集团公司生产处审批。

7、新上的锚杆支护材料必须经生产处审核批准或组织有关单位鉴定后方可使用。

二、锚杆支护设计

1、锚杆支护技术的设计必须以原煤炭部颁发的《缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案》为依据，煤层上、下山稳定性分类，可根据具体情况对分类指标进行相应替代，详见下表。

分类指标说明

顶板强度（指单向抗压

强度，Mpa，下同）取巷道宽度15倍范围内顶板强度的加权平均值

煤层强度取巷帮煤岩层强度加权平均值

底板强度取巷道宽度范围内底板强度的加权平均值

巷道埋深H（m）巷道所在位置至地表的垂直距离

护巷煤柱宽度X（m）一侧煤柱的实际宽度。

其中，沿空掘巷（无煤柱）

时，X=0;巷道两侧均为实体煤时，X=100

采动影响系数N指因工作面回采引起的超前支护支承压力的影响，

N=直接顶厚度+厚度（当N>4时，取N=4）

围岩完整性指数D指围岩节理裂隙、层理的影响速度，以直接顶初次

垮落布距（m）代替

2、锚杆支护设计的基础资料见下表，根据下表进行初步设计，在监测信息反馈的基础上对设计进行验证或修改。

序号原始资料说明与测取

1一般取1.5倍巷道宽度范围内

顶板岩石层层数与厚度（m）由地质柱状图或钻孔资料确定

2各层节理裂隙间距D1（m）指沿结构面法线方向上的平均间距，

在巷道内（或类似条件巷道内）测取，

或由下表查得

3岩层的分层厚度D2（m）指分层厚度的平均值，或由表三查得

4岩层的单向抗压强度（MPa）在井下直接测取，或在实验室内利用

岩样测定

5煤层厚度Hc（m）指被巷道切割的煤层厚度

6煤层倾角a（°）由地质报告给出，或在井下直接量取

7煤层单向抗压强度（MPa）在井下直接测取，或在实验室内测定

8巷道埋深H（m）地表到巷道的垂直距离

9指应力方向与大小一般在井下实测

10地质构造情况

11水文情况描述

12煤柱宽度X（m）煤柱的实际宽度

13锚杆在顶板岩层中拉拔力Pr（KN）

14锚杆在煤层中拉拔力Pr（KN）

15巷道几何形状与尺寸宜选用的梯形、矩形与拱形

3、巷道围岩分类为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ类时，顶板锚杆可以采用端锚或半长锚固，设计锚固力≥64KN。

巷道围岩分类在Ⅳ、Ⅴ类时，顶板锚杆必须使用全长锚固高强度锚杆，设计锚固力≥130KN。

两帮应采用金属杆体锚杆，长度≥2000mm，设计锚固力≥64KN。

岩层节理及分层参数表

节理、层理份数ⅠⅡⅢⅣⅤ

节理、层理发育程度很不发育不发育中等发育发育很发育

节理间距D1（m）>31～30.4～10.1～0.4<0.1

分层厚度D2（m）>21～20.3～10.1～0.3<0.1

4、顶板锚杆体直径与锚固段孔径之差，宜保持在6～10mm范围之内。

5、顶板靠巷道两帮锚杆，一般应向外倾斜一定角度，保持锚杆的锚固端伸入巷帮的水平投影长度≥200mm。

6、锚杆支护参数的选择应结合围岩松动圈理论和工程类比法，按以下三种理论计算确定：

（1）按悬吊理论计算

①锚杆长度L：

L=L1+L2+L3

式中：

L1——锚杆外露长度，mm;

L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定，mm;

L3——锚杆深入稳定岩层深度，mm。

②锚固力N：

可按锚杆杆体的屈服载荷计算：

式中：

σ屈——杆体材料的屈服极限，Mpa;

d——杆体直径，mm。

③锚杆间排距：

锚杆间距：

D≤1/2L

锚杆排距：

式中：

n——每排锚杆根数;

N——设计锚固力，KN/根;

K——安全系数，取2～3;

γ——上覆岩层平均宽度之半，m。

（2）按自然平衡拱原理计算：

①两帮煤体受挤压深度C：

式中：

K——自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关，矩形断面取2.8;

γ——顶板岩层平均容重，取24KN/m3;

H——巷道埋深，m;

B——固定支撑力压力系数，按实体煤取1;

ƒc——煤层普氏系数;

Kc——煤体完整性系数，0.9～1.0;

——煤层倾角;

h——巷道掘进高度，m;

——煤体内摩擦角。

②潜在冒落拱高度：

式中：

——顶板有效跨度之半，m;

Ky——直接顶煤岩类型性系数。

当岩石ƒ=3～4时，取0.45;当ƒ=4～6时，取0.6;当岩石ƒ=6～9时，取0.75;

ƒr——直接顶普氏系数。

③两煤帮侧压值Qs：

式中：

Kn——采动影响系数，取2～5;

γ煤——煤体容重，KN/m3。

④顶锚杆长度L：

L=L1+b+L3

式中：

L1、L2——顶锚杆外露长度和锚固端长度，m;

b——潜在冒落拱高度，m。

⑤锚杆间排距：

锚杆间距：

D≤1/2L

锚杆排距：

式中：

n——顶板每排锚杆根数;

N——每根锚杆锚固力，KN;

K——安全系数，取2～3;

γ——顶板岩石容重，KN/m3;

a——巷道掘进跨度之半，m。

⑥煤帮锚杆：

锚杆长度：

L=L1+C+L2

锚杆间距：

式中：

N——设计锚杆锚固力

K——安全系数，取2～3;

L0——煤帮锚杆间排距，同顶板排距，m;

Qs——两帮侧压值，KN。

（3）按组合梁原理计算

①锚杆长度L：

L=L1+L2+L3

式中：

L1、L3——锚杆外路长度和锚固端长度，m;

L2——组合梁自撑厚度，m;

L2——;

K1——与施工方法有关的安全系数。

掘进机掘进2～3，爆破法掘进3～5，巷道受动压影响5～6;

P——组合梁自重均布载荷，MPa;

——与组合梁层数有关的系数;

组合层数123≥4

值1.00.750.70.65

B——巷道跨度;

σ1——最上一层岩层抗拉计算强度，可取试验强度的0.3～0.4倍，MPa;

σ2——原岩水平应力，σx=λγZ，MPa;

λ——侧压力系数，一般为0.25～0.4;

Z——巷道埋深。

②锚杆间距：

D≥

以上所选锚杆长度，还必须验算组合梁各岩层间发生相对滑动，并保证最下面一层岩层的稳定性。

式中：

m1——最下面一层岩的厚度;

K——安全系数，取8～10;

P´——本层自重均布载荷，P´=γ1m1，MPa;

γ1——最下面一层岩层的容重，KN/m3。

③锚杆的锚固力，排距参数计算同悬吊原理

三、锚杆支护材料

1、对于复合顶板，破碎围岩，易风化，潮解、遇水膨胀围岩，应在基本支护形成基础上增加锚索加固或注浆加固，封固围岩等措施。

2、锚杆支护各构件应与设计锚固力相匹配，其他材料，如钢筋型梁、钢带、网等都应与整个支护系统相适应。

3、巷道围岩在Ⅳ～Ⅴ类时，必须采用高强度螺纹钢杆体，材料指标应满足：

σ屈+335～560Mpa，σ极+510～750，伸长率δ=15%～17%，锚杆螺纹段必须采用滚丝工艺加工或采取热处理措施。

4、沿煤布置的开拓、准备巷道及有淋水现象的岩巷锚喷工程，其锚杆支护材料必须经过防腐处理。

5、树脂锚固剂质量要符合原煤炭工业部MT146.193标准，有效期应大于3个月，不能出现明显的解析和硬化。

6、巷道顶板为Ⅲ类以上时，可选用钢筋梯子梁，Ⅳ～Ⅴ类顶板或沿空送巷道应选用W钢带或带钢梁。

（极限抗拉强度≥350MPa）

7、顶网的选择：

跨度在3.5m以上的Ⅱ类围岩巷道顶板应铺设8号～10号金属菱形编制网;顶板较破碎、压力较大Ⅲ类围岩巷道可选用8号冷拔丝编制钢芭;顶板十分破碎，压力特别大，层理发育的Ⅳ～Ⅴ类围岩巷道，跨度≥3m时，应选用直径4～6mm，冷拔丝钢筋网。

煤帮可结合现场情况选用编织金属网或塑钢网。

8、木托盘选择：

木托盘的长、宽尺寸可根据现场需要自行确定，但厚度不能小于50mm，必要时应经防腐处理。

四、施工技术管理

1、掘进时应注意巷道宽度的控制，必须实行预留保护层爆破，爆破图表必须依据煤层的硬度系数，围岩稳定性等因素科学编制，施工过程中，应根据爆破效果及时修改爆破参数，遇构造时应立即更改爆破图表。

2、临时支护必须紧跟迎头，严禁空顶作业，支护方法可根据需要确定，有条件时可采用带初撑力的支护装置。

3、锚杆支护应紧跟迎头，即一掘一锚。

应备足20m巷道抢险备用料。

4、顶板破碎及沿底留顶煤巷道，采用锚杆支护时，应采用预裂爆破技术并打超前锚杆，控制煤帮掉顶。

5、顶板锚杆应按照由中向边，由外向里逐根逐排的原则施工。

6、钻孔前，应根据设计要求确定孔位，作出标记。

7、锚杆安装宜采用快速安装工艺，即搅拌树脂、上托盘、拧螺母一次完成;采用手动安装时应使用力矩扳手或垂直套筒扳手，拧紧螺母的扭矩不小于80N·m。

8、巷道超宽>300mm时，应及时补打锚杆。

9、对锚杆支护巷道每隔一定时间进行巡回检查，对失效的锚杆应及时补打，托盘松动的要立即紧固。

10、铺网搭接长度应符合设计要求，搭接处，应采用细铁丝扭接联网，铺网时必须将网拉紧，紧贴岩面。

11、严禁使用质量及技术性能不符合设计要求和质量标准的支护材料与树脂锚固剂。

五、锚杆支护质量检测

1、巷道锚杆支护的锚固质量要进行普查，检测锚固力应做拉拔试验，巷道30～50m或每300根（含300根以下）抽查一组（3根），拉拔加载至设计锚固力。

有一根不合格再抽一组（3根），再不合格要查找原因，及时采取处理措施。

2、对锚杆螺母扭矩检查时，一组（3根）中有两根不合格要将所有螺母重紧一遍。

3、当设计变更或材料变更时，要做相应的拉拔试验。

4、拉拔试验后，应及时重新拧紧螺母;如果锚杆失效应及时补打锚杆。

六、安全监测

1、锚杆支护巷道要进行日常顶板离层监测。

离层指示仪安设要紧跟迎头，与锚杆施工同时进行。

每隔30～50m必须设一个，Ⅳ～V类顶板取下限，而且应挂上填写有离层仪编号、孔深、孔径，安装时间、安装人等项内容的醒目标志牌。

2、一般采用双高度顶板离层指示仪。

深基点锚头应固定在锚杆上方稳定岩屋内的300mm（无稳定岩层时一般固定在顶板以上5～7m处），浅基点固定在锚杆锚固端位置。

3、离层仪一般安装在巷道中线，当遇断层或特殊情况时，安装在预计的最大扰度位置。

4、顶板离层失稳的最大值叫离层界限值。

要根据本矿地质条件，围岩性质观测分析研究，确定出离层界限值。

当顶板离层达到界限值时，属锚固范围以外的，可补打锚索或采取其他支护措施，属锚固范围以内的，要分析原因，加密锚杆或增大锚固力。

5、编制锚杆支护巷道作业规程时，必须纳入离层仪安装，使用、管理的有关内容。

6、巷道位移观测可采用十字测点法进行，内容包括顶板下沉量，下沉速度，底膨量及两帮位移量等。

其中顶板下沉量及下沉速度应控制在以下范围：

（1）巷道施工后10天内，顶板下沉量小50于mm,下沉速度小于5mm/d。

（2）巷道施工后50天内，顶板下沉量小于150mm，下沉速度小于3mm/d。

（3）采面回采期时，超前支护段顶板下沉速度同掘进后10天。

7、监测数据如果超过上述范围，应立即向矿有关领导汇报，分析原因，采取针对性措施加强巷道支护。

七、预应力锚索的设计与施工管理

1、当围岩遇有可能失稳的较大块体时，可采用预应力锚索进行加固;在永久、半永久和大跨度工程中，当围岩整体稳定性差、压力较大、服务年限长时，可采用预应力锚索与普通锚杆相结合的形式进行支护。

2、预应力锚索部件的设计，应遵守下列规定：

（1）当巷道直接顶较完整时，可采用端头锚固，锚固长度应由设计确定，必要时，通过现场拉拔试验验证。

（2）当巷道直接顶裂隙较发育且上部为复合顶时，宜采用加长锚固，支护形式应选用锚索+槽钢（矿工钢）组合支护，其锚固长度应由设计确定。

（3）锚索材料宜选用低松弛钢绞线，破断载荷为160～260kN。

当采用端锚时，应优先选用树脂锚固剂（分快速和慢速）;采用加长锚固时宜选用水泥（砂）浆或聚胺脂液。

（4）托盘强度与锚索强度相匹配。

（5）锚索的张拉控制应力值一般应小于锚索设计强度的65%。

3、锚索支护参数和确定：

（1）锚固长度Ls：

Ls≥

式中：

d1——锚索钢绞线直径，一般为15.24mm;

ƒst——钢绞线抗拉强度，1860N/mm2;

ƒcs——锚索与锚固剂的设计粘结强度，钢绞线与树脂按10N/mm2;

K——安全系数，取2。

（2）锚索间排距：

≥2

式中：

L——锚索孔深度;

S——锚索间距。

（3）锚索锚固力P：

KP≥P1或P2

式中：

P——设计锚索拉拔力，KN;

P1——锚固段锚固剂与孔壁的粘结力，KN;

P2——锚固段锚固剂与钢绞线粘结力，KN;

K——安全系数，取2。

4、预应力锚索施工应遵照下列规定：

（1）孔打好后，应将树脂药卷与锚索粘牢，锚索下端预先套上搅拌器，用手将锚索顶住，锚固剂缓缓送入孔底（不能反复）。

（2）胶结材料未达到设计强度时，不得张拉锚索。

5、锚索锁定后48h内，若发现有明显松弛时，应进行补偿张拉。

6、本规定若与国家其他标准和技术文件有冲突时，以国家标准及其他正规文件为准。

（注：

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